沿空留巷顶板稳定性分析及其控制

煤炭工程　２０１　１年第ｉ期　沿空留巷顶板稳定性分析及其控制　李迎富，华心祝　（安徽理Ｔ大学能源与安全学院，安徽淮南２３２００１）　摘要：根据沿空留巷上覆岩层的后期活动规律，将顶板变形视为“给定变形”，建立顸板　力学模型，采用变分法，推导顶板下沉量计算公式。依据具体的地质力学参数，验证力学模型的　合理可行性，并研究分析顶板下沉量与各影响因素之间的定量关系。通过分析表明，顶板下沉量　与巷道宽度、煤层厚度、巷帮塑性区宽度、顶板旋转角度成线性增大的关系，与巷帮煤体残余强　度、充填体宽度成线性减小的关系，与巷帮煤体弹性模量成反比例关系。根据各影响因素与顸板　下沉量之间的关系，提出巷内支护采用“分期联合支护”，巷旁采用“超前复合加固”等控制沿　空留巷顶板稳定性的措施。　关键词：沿空留巷；顶板力学模型；巷帮煤体支承力；顶板下沉量　中图分类号：ＴＤ３２２　文献标识码：Ａ　文章编号：１６７１—０９５９（２０１１）０１—００５４－０４　Ｓｔａｂｉｌｉｔｙ　Ａｎａｌｙｓｉｓ　ａｎｄ　Ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ　Ｏｉｌ　Ｉｍｍｅｄｉａｔｅ　Ｒｏｏｆ　ｏｆ　ｔｈｅ　Ｇｏｂ——ｓｉｄｅ　Ｅｎｔｒｙ　Ｒｅｔａｉｎｉｎｇ　ＬＩ　Ｙｉｎｇ—ｆｕ，ＨＵＡ　Ｘｉｎ～ｚｈｕ　（Ｓｃｈｏｏｌ　ｏｆ　Ｒｅｓｏｕｒｃｅ　ａｎｄ　Ｓａｆｅｔｙ　Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ａｎｈｕｉ　Ｐｏｌｙｔｅｃｈｎｉｃ　Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｈｕａｉｎａｎ　２３２００１，Ｃｈｉｎａ）　Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｂａｓｅｄ　ｏｎ　ｌａｔｅｒ　ａｃｔｉｖｉｔｉｅｓ　ｌａｗ　ｏｔ　ｏｖｅｒｌｙｉｎｇ　ｓｔｒａｔａ　ｏｆ　ｔｈｅ　ｇｏｂ—ｓｉｄｅ　ｅｎｔｒｙ　ｒｅｔａｉｎｉｎｇ，ｒｅｇａｒｄｅｄ　ｔｈｅ　ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ　ｏｆ　ｉｍｍｅｄｉａｔｅ　ｒｏｏｆ　ａｓ　ｖｅｎ　ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ，ｔｈｅ　ｐａｐｅｒ　ｂｕｉｌｄｓ　ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ　ｍｏｄｅｌ　ｏｆ　ｉｍｍｅｄｉａｔｅ　ｒｏｏｆ，ａｎｄ　ｄｅｄｕｃｅｓ　ｃｏｍｐｕｔｉｎｇ　ｆｏｒｍｕｌａ　ｏｆ　ｒｏｏｆ　ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ　ｂｙ　ｎｌｅａｏｓ　ｏｆ　ｃａｌｃｕｌｕｓ　ｏｆ　ｖａｒｉａｔｉｏｎｓ．Ａｃｃｏｒｄｉｎｇ　ｔｏ　ｃｏｎｃｒｅｔｅ　ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ　ｏｆ　ｒｏｃｋ　ｍｅｃｈａｎｉｃｓ，　ｖａｌｉｄａｔｅｓ　ｔｈｅ　ｒａｔｉｏｎａｌｉｔｙ　ｏｆ　ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ　ｍｏｄｅｌ，ａｎｄ　ｓｔｕｄｉｅｓ　ｏｎ　ｑｕａｎｔｉｔａｔｉｖｅ　ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ　ｂｅｔｗｅｅｎ　ｒｏｏｆ　ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ　ａｎｄ　ｉｎｆｌｕｅｎｃｉｎｇ　ｆａｃｔｏｒｓ．Ｔｈｒｏｕｇｈ　ａｎａｌｙｓｉｓ　ａｎｄ　ｒｅｓｅａｒｃｈ，ｒｏｏｆ　ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ　ｉｓ　ｌｉｎｅａｒ　ｉｎｃｒｅａｓｉｎｇｌｙ　ｗｉｔｈ　ｔｈｅ　ｗｉｄｔｈ　ｏｆ　ｒｏａｄｗａｙ，ｔｈｅ　ｔｈｉｃｋｎｅｓｓ　ｏｆ　ｃｏａｌ　ｓｅａｍ．ｔｈｅ　ｗｉｄｔｈ　ｏｆ　ｐｌａｓｔｉｃ　ｚｏｎｅ　ａｎｄ　ｔｈｅ　ｒｏｔａｔｉｏｎ　ａｎｇｌｅ　ｏｆ　ｉｍｍｅｄｉａｔｅ　ｒｏｏｆ．Ｒｏｏｆ　ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ　ｉｓ　ｌｉｎｅａｒ　ｄｅｃｒｅａｓｉｎｇｌｙ　ｗｉｔｈ　ｒｅｓｉｄｕａｌ　ｓｔｒｅｎｇｔｈ　ｏｆ　ｃｏａｌ　ｓｅａｍ　ａｎｄ　ｔｈｅ　ｗｉｄｔｈ　ｏｆ　ｒｏａｄｗａｙ—ｓｉｄｅ　ｆｉｌｌｉｎｇ　ｂｏｄｙ，ｒｏｏｆ　ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ　ｉｓ　ｉｎ　ｒｅｖｅｒｓｅ　ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎ　ｔｏ　ｔｈｅ　ｅｌａｓｔｉｃ　ｍｏｄｕｌｕｓ　ｏｆ　ｒｏａｄｓｉｄｅ　ｃｏａｌ　ｂｏｄｙ．Ｔｈｒｏｕｇｈ　ａｎａｌｙｚｉｎｇ　ｔｈｅ　ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐｓ　ｂｅｔｗｅｅｎ　ｒｏｏｆ　ｅｏｎｖｅｒｇｅｎｅｅｓ　ａｎｄ　ｉｎｆｌｕｅｎｃｉｎｇ　ｆａｃｔｏｒｓ，ｔｈｅ　ｐａｐｅｒ　ｒａｉｓｅｓ　ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ　ｍｅａｓｕｒｅｓ　ｗｈｉｃｈ　ｒｏａｄｓｉｄｅ　ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ａｄｏｐｔｓ　ｔｈｅ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｏｆ　ｃｏｍｂｉｎｅｄ　ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ｂｙ　ｓｔａｇｅｓ　ａｎｄ　ｒｏａｄｓｉｄｅ　ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ａｄｏｐｔｓ　ｔｈｅ　ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ　ｏｆ　ａｄｖａｎｃｅｄ　ｃｏｍｐｏｕｎｄ　ｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔ．　Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｔｈｅ　ｇｏｂ—ｓｉｄｅ　ｅｎｔｒｙ　ｒｅｔａｉｎｉｎｇ；ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ　ｍｏｄｅｌ　ｏｆ　ｉｍｍｅｄｉａｔｅ　ｒｏｏｆ；ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ　ｆｏｒｃｅ　ｏｆ　ｒｏａｄｓｉｄｅ　ｃｏａｌ　ｂｏｄｙ；　自２０世纪５０年代沿空留巷技术在我国开始使用以来，　２）大多数力学模型没有考虑巷帮煤体对顶板的支承作用。　巷旁充填技术一直是我国煤炭开采的重要发展方向之一。　３）直接顶在受到老顶挤压下沉时，积聚大量的弹性变　沿空留巷技术能够较好地实现无煤柱护巷，可以减少巷道　形能，具有一定的可压缩性，而以往建立的力学模型，将　掘进量、实现“Ｙ型”通风方式，有效地解决高瓦斯工作　直接顶看成是刚性的。　面上隅角瓦斯积聚和超限的难题等，目前沿空留巷顶板力　４）顶板下沉量与影响因素之间的关系，大多数停留在　学模型中存在的一些问题是：　定性分析的基础Ｅ，难以反应顶板下沉量与各影响因素之　１）巷旁充填体具有一定的宽度，巷旁支护阻力用“集中　间的定量关系。　力”简化，难以反映充填体宽度与顶板下沉量之间的关系。　本文将针对以上几个问题，建立新的沿空留巷顶板力　收稿日期：２０１０—０５—２２　基金项目：国家自然基金重点资助项目（５０７７４００１）；安徽理工大学青年教师科学研究基金项目（ＱＮ２００７０３）；安徽理工　大学引进人才基金项目（２００６ｙｂ７３）　作者简介：李迎富（１９７９一），男，安徽桐城人，博士研究生、讲师，２００３年毕业于安徽理工大学采矿工程专业，现在　安徽理工大学从事教学和科研工作。　５４　２０１　１年第１期　煤炭工程　学模型，并根据淮南望峰岗矿５１２（５）工作面具体的地质力　学参数，探讨顶板下沉量与各影响因素之间的定量关系，　提出控制沿空留巷顶板稳定性的措施。　度将随变形的增加而减小，但仍具有一定的承载能力，可　将煤体看成是理想的弹塑性应变软化模型，其变形可分成　三个阶段：弹性阶段、塑性软化阶段及塑性流动阶段。由　ｌ沿空留巷围岩分期活动规律　煤炭被采出后，在采空区上方顶板中形成卸载空间，当　卸载空间达到一定限度，岩层将在自重的作用下产生“自下　摩尔一库仑强度条件，当煤体强度超过极限强度时，呈现　塑性软化特性。在ｉ轴应力条件下，塑性流动阶段，煤体　抗压强度条件为：　ｏｒ】＝　３＋ｒ，　（１）　而上”的分层主动垮落。如果及早支护，提高巷旁支护初撑　力，将在采空侧边界上形成悬臂式残留边界，残留边界和巷　式中　——最大主应力，ＭＰａ；　ｏｒ　——最小主应力，ＭＰａ；　旁支护共同分担采空区顶板部分载荷。把上覆岩层的这种　“自下而上”的分层主动垮落过程称为“前期活动”。　随着主动垮落层位的不断提高，已垮岩层的残留边界　由承载状态转入加载状态。当加载达到下位岩层整个残留　边界的极限承载能力时，残留边界便会产生“二７欠破断”。　随着“二次破断”的发展，已稳定的上覆岩层将冉次失去　平衡，产生平移下沉，把ｌ：覆岩层的这种活动叫做“后期　活动”，巷道支护（包括巷旁支护）顶不住由于上覆岩层后　期活动而引起的平移下沉，平移下沉具有“给定变形”的　特点。分析表明，设计沿空留巷最大支护变形主要以上覆　岩层后期活动规律为依据…。本文主要以沿空留巷上覆岩　层后期活动规律为依据，建立沿空留巷顶板力学模型。　２沿空留巷顶板力学模型　根据沿空留巷围岩后期活动规律，老顶以“给定变形”　的方式作用于下方煤岩　Ｊ，由于老顶的刚度远大于直接顶　和煤体，因此沿空留巷顶板上边界为施加给定变形的边界；　下边界受到巷内支护阻力Ｐ　，巷帮煤体支承力Ｐ　，巷旁充　填体支护阻力Ｐ　；由于上覆岩层活动后期残留边界将沿巷　帮煤体侧破断，巷道顶板左边界可视为连杆支承；右边界　与采空区冒落矸石接触，简化为横向阻力Ｐ　，如图１所示。　８一顶板旋转角度；Ｓｏ～原点０处煤帮压缩量；　＾～直接顶厚度；ｃ一巷帮煤体的极限平衡区宽度；　ｏ一巷道宽度；６～巷旁充填体宽度　图１沿空留巷顶板力学模型　２．１巷帮煤体支承力　大量实践证明　，煤体在应力超过极限强度后，其强　“ｉ轴系数，～Ｐ１　－　ｓ　ｉ　ｎ￣ｏ　，　为煤的内摩擦角；　ｒ，　——煤体残余强度，ＭＰａ。　在巷帮煤体的极限平衡区范围内，由于巷帮煤体一侧　采空，应力得到释放，从而垂直应力　远大于水平应力　，因而　与（３ｒ。夹角很小，　与　，夹角也很小，可认　为ＯＶｙ＝　ｌ，０ｒ　＝ｏｒ３。当　＝０时，煤体处于极限平衡状态，　巷帮煤体的非弹性区与弹性区交界处的应力为支承压力峰　值，因此，盯　＝ｋｙＨ。当　＝ｃ时，　＝　，因此，ｆ，　＝　＋　。在　［０，ｃ］范同内，假设巷帮煤体支承力Ｐ　呈　线性分布，其值为：　ｐ２ｐ　：　　———————■————　＋ｔ十　…￣ｙｔｔ（２）　其中，巷帮煤体的极限平衡区宽度Ｃ为：　。：　ｎＦＩＬ羞ｋ—ｔＴａｎ—Ｈ＋Ｃ￣ｌ㈩　ｇｏｏ　Ｊ　式中　——到极限平衡点处（即原点）的距离，ｎｌ；　４——侧压系数，Ａ＝／ｘ／（１－／ｘ），　为泊松比；　——应力集中系数；　分别为煤层界面的内摩擦角，（。）；　ｃｎ——分别为煤层界面的内聚力，ＭＰａ；　巷道埋深，１７１；　上覆岩层平均容重；　Ｐｘ——巷道煤帮支护阻力，ＭＰａ；　ｍ——巷道煤帮高度，ＩＴＩ。　在原点０处，由于煤体处于极限平衡状态，因此　：　（４）　式中Ｅ　——巷帮煤体的弹性模量，ＭＰａ。　２．２　沿空留巷顶板下沉量　沿空留巷顶板沿巷道轴向上为无限长，本问题为平面　应变问题，用位移分量表示的形变势能Ｕ为：　一（一）＝　２　１　Ｉ，Ｚ　１（一　　）　ｆｆ［ｇ　ｏＯ￣）ｘ　＋（　。　）』’‘＋　　１　ｔ一　ｘ　Ｏｙ＋２’　　１（一　）　（　＋　。　Ｏｙ），Ｊ　］　（、　５）　根据顶板力学模型的边界条件，位移分量表达式设　定为：　煤炭　工程　２０１　１年第１期　“＝Ａｔ　＝一（１一音）　（６）　Ｐ　＝０．０８ＭＰａ。沿空留巷的顶板一般都是向采空区方向倾斜　的，凶此，巷道顶板下沉量在巷旁充填侧达到最大，经过　计算得到顶板下沉量为　＝５５９．１ｍｍ。　（Ｊｓ。＋　）音＋Ｂ，　ＯＵ：～　（　一音）（７）　对５１２（５）工作面进行近３个月的矿压监测，共布置６　将式（６）、（７）带入式（５）中，可求得形变势能Ｕ对　Ａ　、Ｂ　的偏导数。根据力学模型的边界条件，可以确定：　２　（８）、　　个表面位移测站，所留巷道的充填体侧顶板移近量最大为　５４２ｍｍ。工业试验成功验证了所采用的沿空留巷顶板力学　模型是合理可行的。　ＯＵ　（０＋ｂ＋ｃ）　［ｋｙＨ＋２（Ｋｐｐ　＋　ｃ）］ｃ　ＯＢｔ一一　４　６（０＋ｂ＋ｃ）　＋　。＋　・　，　（　）　通过联立Ａ】、Ｂ　的方程组，可以确定待定常数，４　、　Ｂ　，并代入公式（６）、（７），可得沿空　巷顶板位移分量　的解。　３工程实践　淮南望峰岗矿５１２（５）工作面下机巷标高一７８０ｍ，煤层　总厚为１．３１ｍ，煤层倾角平均为２０。。直接顶为泥岩，性　脆、破碎，平均厚度为２．７ｍ。老顶为粉～细砂岩，裂隙发　育，硬度大。为了在５１２（５）工作面采用“Ｙ”型通风，对　下机巷采用沿空留巷技术。留巷前，巷内支护以“锚杆＋　锚索＋钢带＋金属网”主动支护为主，以充分发挥围岩的　白承能力。留巷后，巷道内重新架设Ｕ２９型金属可缩性支　架，问距为８００ｍｍ。随着Ｔ作面推进，提前在　作面下部　端头开缺口，缺ＶＩ长５ｍ，宽３．５ｍ，对缺口处顶板进行锚、　索、带、网与挑棚超前复合加固，解决巷旁充填滞后支护　的难题，如图２所示。　图２巷旁超前复合加固图（ｎｌｎ１）　工作面利用机械化高水速凝材料泵送充填工艺系统，　进行巷旁充填，充填体宽度为２．５ｍ。根据淮南望峰岗矿　５１２（５）工作面的地质条件，取ａ＝５ｍ，ｂ＝２．５ｍ，Ｃ＝　２．３４ｍ，０＝４。，Ｈ＝８０２ｍ，ｋ＝２．４，　０＝３６。，Ｃｏ＝　１．６ＭＰａ，Ｐ　＝０．１１ＭＰａ，　＝３８。，ｈ＝２．７ｍ，ｍ＝２．８ｍ，　＝０．２９，ｏｒ　：１３．８ＭＰａ，　＝３．５ＭＰａ，Ｅ＝５５００ＭＰａ，Ｅ　＝　３５００ＭＰａ，　：２．４×１０　Ｎ／ｍ　，ＰＩ＝０．２５ＭＰａ，Ｐ３＝１４ＭＰａ，　５６　４沿空留巷顶板下沉量影响因素分析　将５１２（５）］　作面具体的地质力学参数代入相关的计算　公式，定量分析沿窄留巷顶板下沉量与各影响因素之间的　闲数关系。　１）沿空留巷充填体侧顶板下沉量　与巷旁支护阻力Ｐ，　的关系为：　当Ｅ＝５５００ＭＰａ时，　＝５６１．８—０．１９２５ｐ３；当Ｅ＝　３５００ＭＰａ时，　＝５６２．３—０．３５２５ｐ３；　Ｅ＝１５００ＭＰａ时，　＝５６４．１～０．７０５９ｐ３；当Ｅ＝　１０００ＭＰａ时，　＝５６５．７—１．０５９ｐ３；　当Ｅ＝５００ＭＰａ时，　＝５７０．５—２．１１８ｐ　。　由冈３可以看出，当直接顶弹性模量为５５００ＭＰａ时，　巷旁支护阻力对顶板下沉量几乎没有影响，顶板下沉量基　本不随着巷旁支护阻力的增大而变化。当弹性模量为　１５００ＭＰａ时，巷旁支护阻力对顶板下沉量有一定影响，顶　板下沉量随着巷旁支护阻力的增大而减小；当弹性模量为　５００ＭＰａ时，巷旁支护阻力变化对顶板下沉量影响较大。　量　至　捌　巨　咎旁支护￣Ｒ）Ｊｐ３／ＭＰａ　图３　ｖ与Ｐ３的关系　２）顶板下沉量Ｖ与直接顶厚度ｈ的关系为　：０．７５１３ｈ　一１４．７０ｈ　＋５８．９４１ｈ＋５０２．４３．　Ｒ　＝０．９９０９　（１０）　由图４可以看出，顶板下沉量随直接顶厚度的增加而　减少，因为直接顶厚度的增加增强了直接顶的承载能力和　储存弹性变形能的能力。顶板下沉量先随直接顶厚度的增　加，缓慢减小，然后随着直接顶厚度增加明显减小，顶板　下沉量减小到一定程度，再随直接顶厚度增大，顶板下沉　量减小不明显。直接顶厚度在３～１１．５ｍ范围内变化时，对　顶板下沉量影响较大。　３）顶板下沉量　与直接顶弹性模量Ｅ的关系为：　２０１　１年第１期　煤炭工程　道宽度、煤层厚度、巷帮塑性区宽度、顶板旋转角度对顶　板下沉量影响较大。在直接顶弹性模量较小时，巷内和巷　旁支护阻力大小对顶板下沉量影响较大。　５　沿空留巷顶板稳定性控制措施　１）在沿空留巷中采用“分期联合支护”技术，顶板岩　层活动前期以“锚网索”主动支护为主，将顶板岩层锚固　直接顶厚度ｈ／ｍ　成一个整体，形成组合梁，变相地增加直接顶厚度，提高　直接顶的强度，以减小巷内和巷旁支护阻力。巷旁采用　图４　ｖ与ｈ的关系　当ｐ　＝０．２５ＭＰａ，Ｐ　＝２ＭＰａ时，　＝５６１—２６５８．３／Ｅ；　当Ｐ　＝０．２５ＭＰａ，Ｐ　＝１４ＭＰａ时，　＝５６１—１００４８．４／Ｅ；　当Ｐ　＝２．５ＭＰａ，Ｐ３＝２ＭＰａ时，　：５６１—２６．８／Ｅ；　当Ｐ，＝２．５ＭＰａ，Ｐ　＝１４ＭＰａ时，　＝５６１—１２７３３．６／Ｅ。　由图５可以看出，当巷内和巷旁支护阻力为Ｐ，：　０．２５ＭＰａ，Ｐ　＝２ＭＰａ时，直接顶弹性模量对顶板下沉量几　乎没有影响；当Ｐ　＝２．５ＭＰａ，Ｐ３：１４ＭＰａ时，直接顶弹性　模量对顶板下沉量影响较大。当弹性模量较小时，顶板下　沉量随弹性模量的增大而急剧增加，而当弹性模量增到一　定程度时，顶板下沉量基本不再随弹性模量的增大而增加，　而是趋近于一个定值。　ｇ　姜　彻　漫　直接顶弹性模量Ｅ／ＭＰａ　图５　与目的关系图　４）顶板下沉量　与巷道宽度ｎ、煤层厚度ｍ、充填体宽度　ｂ、煤层残余强度　、巷帮煤体弹性模量Ｅ、巷帮煤体塑性　区宽度ｃ、顶板旋转角度０的关系，见式（１１）～（１７）。　＝３６．６ａ＋３０５　（１１）　口＝３７．４３５ｍ＋３８９．６７　（１２）　口＝一１．２４１７ｂ＋５６７．３９，Ｒ　＝０．９８９６　（１３）　＝５６５．０—０．１６７３ｏ＇￣　（１４）　口＝５２０＋１４３３２／Ｅ１　（１５）　＝４２．１１９ｃ＋４５６．７１，Ｒ　＝０．９９０６　（１６）　：３９．１＋７４４８．７０　（１７）　根据式（１１）～（１７）可以看出，随着巷道宽度、煤层厚　度、巷帮塑性区宽度、顶板旋转角度的增加，顶板下沉量　呈增大趋势；随着巷旁充填体宽度、煤体残余强度、巷帮　煤体弹性模量的增加，顶板下沉量呈减小趋势。　在各影响因素中，直接顶厚度、直接顶弹性模量、巷　“超前复合加固”，解决巷旁充填滞后支护的难题，减小顶　板离层旋转下沉，以充分发挥围岩的自承能力和减小顶板　旋转角度。巷帮采用高强度螺纹钢锚杆支护，在锚杆安装　时，对其试加预紧力，以提高煤体的残余强度，减小巷帮　煤体塑性区宽度。顶板岩层活动后期，顶板下沉量较大，　巷道顶板较为破碎，巷内支护和巷旁支护阻力对顶板下沉　量影响较大，因此采用具有较大支护阻力的可缩性金属支　架控制围岩的大变形。　２）确定合理的沿空留巷断面和充填体宽度。　３）尽可能的缩短沿空留巷时间及早复用。沿空留巷的　围岩随时间增长而产生流变性变形，对留巷的维护不利。　６结论　１）根据沿空留巷顶板ｔｚ覆岩层分期活动规律、建立沿　空留巷顶板力学模型。利用变分法，推导出沿空留巷顶板　位移量计算公式。　２）考虑巷帮煤体对顶板支承作用，利用极限平衡理　论，得出巷帮煤体支承力的计算公式。　３）针对淮南望峰岗矿５１２（５）工作面具体的地质力学　参数，对沿空留巷顶板下沉量进行计算，并定量分析了顶　板下沉量与各影响因素之问的函数关系。通过实践验证，　所建立的顶板力学模型是合理可行的。　４）根据沿空留巷围岩活动规律、顶板下沉量与各影响因　素之间的关系，提出巷内支护采用“分期联合支护”，巷旁采　用“超前复合加固”等控制沿空留巷顶板稳定性的措施。　参考文献：　［１］　孙恒虎，赵炳利．沿空留巷的理论与实践［Ｍ］．北京：煤　炭工业出版社，１９９３．　［２ｊ　钱鸣高，石平五．矿山压力与岩层控制［Ｍ］．徐州：中国　矿业大学出版社，２００３．　［３］　侯朝炯，马念杰．煤层巷道两帮煤体应力和极限平衡区的探　讨［Ｊ］．煤炭学报，１９８９，１４（４）：２１～２９．　［４］　高玮，姜学云．条带开采中条带煤柱塑性区宽度分析［Ｊ］．　山西矿业学院学报，１９９７，１５（２）：１４２～１４７．　［５］　李学华．综放沿空掘巷围岩稳定性控制原理与技术［Ｍ］．　徐州：中国矿业大学出版社，２００８　［６］　徐芝纶．弹性力学简明教程［Ｍ］．北京：高等教育出版社，　２００３．　（责任编辑张宝优）　５７